含金高品位硫精礦沸騰焙燒工業(yè)試驗研究

裴增文 吳文輝 尹福興 高亮 段亞林 萬保紅 孫晉琳

摘要：以某含金高品位硫精礦為試驗原料，在理化性能分析基礎(chǔ)上，利用10萬t/a焙燒制酸裝置對其進行沸騰焙燒工業(yè)試驗，同時使用HSC6.0軟件對焙燒反應(yīng)熱力學(xué)和平衡組分進行模擬計算，考察了焙燒強度對混合渣產(chǎn)率、焙燒質(zhì)量、元素分布特性和各排渣口回收渣占比的影響，并對焙燒反應(yīng)機理進行了探究。結(jié)果表明：硫精礦粒度較細，-0.074 mm占比達95.58 %，沸騰焙燒過程中沒有溢流渣產(chǎn)出。焙燒強度對混合渣產(chǎn)率影響較小，隨著焙燒強度的增加，混合渣中鍋爐渣、旋風渣占比先升高后降低，電收塵渣占比先降低后升高。鍋爐渣中Au、Fe品位較高，其余雜質(zhì)元素品位較低，可通過增加鍋爐渣占比降低混合渣中雜質(zhì)元素品位。在5.9 t/（m2·d）的適宜焙燒強度下，硫精礦S脫除率和混合渣Fe品位分別為98.71 %和64.78 %，鍋爐渣和電收塵渣在混合渣中占比分別為57.92 %和3.96 %。當溫度升高到650 ℃時，硫酸渣中Fe2O3可能會發(fā)生分解反應(yīng)生成Fe3O4。

關(guān)鍵詞：含金高品位硫精礦;沸騰焙燒;焙燒強度;焙燒溫度;硫酸渣;混合渣

引 言

隨著黃金價格高漲，世界黃金產(chǎn)量不斷增長，能夠直接氰化利用的金礦資源日益匱乏，含硫、銅、碳、砷等復(fù)雜難處理金精礦成為黃金冶煉的重要原料[1-6]。為了使復(fù)雜難處理金精礦，特別是含金硫化礦能夠適應(yīng)氰化工藝，需要對其進行預(yù)處理，使硫化礦物包裹金充分暴露[7-8]，促進氰化藥劑與裸露金的接觸反應(yīng)。目前，復(fù)雜難處理金精礦預(yù)處理方法主要有熱壓氧化法、生物氧化法、焙燒氧化法等。其中，焙燒氧化法由于工藝成熟，對礦物適應(yīng)性強，處理含碳、硫、銅等復(fù)雜難處理金精礦的優(yōu)勢明顯而被廣泛應(yīng)用[9]。

云南某黃金礦山采用浮選工藝產(chǎn)出的硫精礦含硫、鐵均大于40 %，同時伴生的金、銀品位分別為2～3 g/t、10～30 g/t，對其采用直接氰化工藝回收金、銀，氰化藥劑消耗量大，浸出率低，經(jīng)濟效益欠佳。該浮選硫精礦既屬于含金高品位硫精礦，又具有復(fù)雜難處理金精礦的特性，將其作為硫酸生產(chǎn)原料直接銷售，其中的金、銀、鐵不計價得不到綜合利用，大大降低了硫精礦的經(jīng)濟價值和資源綜合利用水平。因此，如何經(jīng)濟有效利用硫精礦中的金、銀、硫、鐵已成當務(wù)之急。

采用沸騰焙燒制酸工藝對含金高品位硫精礦進行焙燒氧化預(yù)處理，一方面硫精礦中高品位硫轉(zhuǎn)變?yōu)榱蛩岙a(chǎn)品被有效回收，硫化礦物包裹被打開，將硫酸渣作為提取金、銀的原料，可大大提高金、銀的氰化浸出率;另一方面提取金、銀后的硫酸渣作為鐵精粉[10-11]銷售，將進一步提升該硫精礦的經(jīng)濟價值和資源綜合利用水平。

對于硫精礦的沸騰焙燒，合適的焙燒溫度是獲得優(yōu)質(zhì)硫酸渣的關(guān)鍵。焙燒溫度控制主要是通過調(diào)整硫精礦進料量來實現(xiàn)，不同進料量對應(yīng)不同焙燒強度。特定性質(zhì)的硫精礦，其焙燒強度相對固定，選擇適宜的焙燒強度對保證沸騰焙燒制酸系統(tǒng)持續(xù)穩(wěn)定運行、產(chǎn)出滿足后續(xù)加工要求的硫酸渣至關(guān)重要。因此，本次研究結(jié)合某含金高品位硫精礦（下稱“硫精礦”）理化性質(zhì)，利用焙燒制酸裝置進行不同焙燒強度下的沸騰焙燒工業(yè)試驗，同時使用HSC6.0軟件進行焙燒反應(yīng)熱力學(xué)和平衡組分模擬計算，為該硫精礦焙燒工藝確定及優(yōu)化，最終產(chǎn)出滿足后續(xù)提金及銷售要求的硫酸渣提供數(shù)據(jù)支撐和理論依據(jù)。

1 試驗原料及方法

1.1 原料粒度組成

原料來自云南某黃金礦山浮選硫精礦，用標準篩對硫精礦（<1 mm）進行粒度篩分，結(jié)果見表1。從表1可以看出：硫精礦中-0.074 mm占比達95.58 %，粒度較細。

根據(jù)表1結(jié)果繪制硫精礦粒度累積曲線，見圖1。從圖1可以看出：正累積曲線向左下角凹進，負累積曲線向左上角凸起，進一步說明該硫精礦細粒級含量較多。

1.2 原料化學(xué)成分

硫精礦主要化學(xué)成分分析結(jié)果見表2。從表2可以看出：該硫精礦中Au、Ag品位分別達3.3 g/t、26.21 g/t，S、Fe品位分別高達44.16 %、45.52 %，均具有較高的回收價值，為典型的含金硫精礦;氧化物主要是SiO2，其余氧化物CaO、MgO和Al2O3品位均較低;有害元素Cu、Pb、Zn、F、Bi品位較低，As品位相對較高。該硫精礦通過焙燒制酸工藝回收硫后產(chǎn)出硫酸渣，可將其作為提取金、銀的原料，提金后的硫酸渣再作為鐵精粉銷售，可大大提升該硫精礦的資源綜合利用價值。

1.3 原料礦物組成

采用掃描電鏡對-0.074 mm的硫精礦樣品礦物組成及金的嵌布關(guān)系進行分析，利用礦物自動分析儀（AMICIS）計算得到樣品礦物相對含量，結(jié)果見表3，金的嵌布關(guān)系見圖2。

從表3可以看出：該硫精礦中主要礦物為黃鐵礦，其相對含量達84.31 %，硫元素主要賦存在黃鐵礦中，少量賦存在黃銅礦、毒砂、方鉛礦、磁黃鐵礦中。從圖2可以看出：該硫精礦中主要載金礦物為黃鐵礦，金以獨立自然金形式包裹于黃鐵礦中，有少量包裹于脈石礦物中，其中自然金粒度為50 μm左右。

1.4 試驗設(shè)備

工業(yè)焙燒試驗采用10萬t/a硫精礦制酸裝置進行。硫精礦采用沸騰爐焙燒，中壓余熱鍋爐回收高溫爐氣廢熱，配置有凝汽式汽輪發(fā)電機組發(fā)電。含塵SO2煙氣通過旋風收塵、電收塵、稀酸洗滌、兩級電除霧凈化，凈化SO2煙氣采用“3+1”兩轉(zhuǎn)兩吸流程獲得成品工業(yè)硫酸。焙燒系統(tǒng)溫度、氧濃度、進料量、進風量等數(shù)據(jù)均可檢測得到。

沸騰爐采用一次擴大爐型，爐床面積21.5 m2，風帽孔徑4.5 mm，風帽小孔氣速55 m/s，冷卻管束冷卻面積3.3 m2/組（共10組）。入爐原料水分≤8 %，沸騰層溫度800 ℃～900 ℃，爐頂溫度<1 000 ℃，爐底壓力11～13 kPa，爐頂壓力-50～0 Pa，爐氣成分為SO211.5 %～13.0 %，SO3<0.5 %。硫酸系統(tǒng)總轉(zhuǎn)化率>99.5 %，吸收率>99.99 %，尾氣SO2排放質(zhì)量濃度<400 mg/m3，尾氣經(jīng)30 m煙囪排空。各排渣口回收渣（硫酸渣）分為溢流渣和鍋爐渣、旋風渣、電收塵渣和凈化酸泥，經(jīng)混合后以混合硫酸渣（簡稱“混合渣”）形式采用埋刮板機輸送、冷卻滾筒降溫、增濕器增濕降溫后回收。硫精礦沸騰焙燒工業(yè)試驗流程見圖3。3DC19304-5FFB-4E5C-862B-B3170A3FEE0A

1.5 試驗方法

按照開爐點火程序進行升溫，投入水分為8 %的硫精礦后進行沸騰焙燒，連續(xù)穩(wěn)定運行48 h后進行焙燒強度試驗。根據(jù)設(shè)計的不同焙燒強度計算出對應(yīng)硫精礦進料皮帶變頻頻率，控制進料皮帶變頻頻率分別為24.02 Hz、29.26 Hz、30.82 Hz、33.93 Hz，進行4.6 t/（m2·d）、5.6 t/（m2·d）、5.9 t/（m2·d）、6.5 t/（m2·d）4個對應(yīng)焙燒強度下的試驗。每次焙燒強度試驗穩(wěn)定運行1 h后，對排渣口產(chǎn)出的溢流渣、鍋爐渣、旋風渣和混合渣進行取樣，分析Au、Ag、Cu、Pb、As、Zn、S、Fe元素含量。根據(jù)樣品分析結(jié)果，考察硫精礦焙燒過程各元素揮發(fā)行為，計算硫精礦焙燒產(chǎn)出硫酸渣產(chǎn)率及不同排渣口回收渣質(zhì)量占混合渣質(zhì)量的比例。

2 硫精礦沸騰焙燒過程熱力學(xué)分析

試驗原料硫精礦中硫元素主要賦存在黃鐵礦中，硫精礦焙燒過程主要為黃鐵礦的焙燒過程。當焙燒溫度較低時首先發(fā)生黃鐵礦的分解反應(yīng)，產(chǎn)生的硫（S2）、硫化亞鐵（FeS）可與空氣中的氧繼續(xù)反應(yīng)，主要化學(xué)反應(yīng)式[12-15]如下：

2FeS22FeS+S2↑（1）

S2+2O22SO2（2）

黃鐵礦顆粒釋放硫后逐漸呈多孔、疏松狀態(tài)，硫化亞鐵繼續(xù)反應(yīng)，根據(jù)空氣中氧含量的不同生成三氧化二鐵或四氧化三鐵：

4FeS+7O22Fe2O3+4SO2（3）

3FeS+5O2Fe3O4+3SO2（4）

總反應(yīng)式為：

4FeS2+11O22Fe2O3+8SO2（5）

3FeS2+8O2Fe3O4+6SO2 （6）

反應(yīng)生成的二氧化硫在Fe2O3的催化作用下與空氣中的氧反應(yīng)生成三氧化硫，三氧化硫與鐵的氧化物生成鐵的硫酸鹽，總反應(yīng)式為：

2Fe2O3+6SO2+3O22Fe2（SO4）3（7）

Fe3O4+4SO2+2O2Fe2（SO4）3+FeSO4（8）

當反應(yīng)溫度較高時，硫精礦顆粒發(fā)生爆炸反應(yīng)，最終形成以Fe2O3為殼的小球形燒渣，一部分Fe2O3與剩余的FeS2或FeS反應(yīng)生成Fe3O4，形成以Fe3O4為基體、Fe2O3為包殼、Fe2O3柱狀晶釘扎在Fe3O4基體上的實心硫鐵礦燒渣：

16Fe2O3+FeS211Fe3O4+2SO2↑（9）

10Fe2O3+FeS7Fe3O4+SO2↑（10）

反應(yīng)溫度過高，F(xiàn)e2O3會分解轉(zhuǎn)變成Fe3O4：

6Fe2O34Fe3O4+O2↑（11）

通過HSC6.0軟件對硫精礦沸騰焙燒過程中主要反應(yīng)的標準吉布斯自由能變進行了計算，繪制各反應(yīng)的標準吉布斯自由能變（ΔG）隨溫度變化的曲線，見圖4（虛線表示標準吉布斯自由能變零點線）。

硫精礦正常焙燒時，沸騰焙燒溫度小于1 000 ℃。由圖4可知：在該溫度范圍內(nèi)式（11）標準吉布斯自由能變均大于零，可見式（11）即Fe2O3的分解反應(yīng)在標準狀態(tài)下不會發(fā)生。式（5）和式（6）標準吉布斯自由能變?yōu)榻^對值很大的負值，說明黃鐵礦直接氧化生成Fe3O4和Fe2O3很容易發(fā)生。當焙燒溫度超過382 ℃時， Fe2O3與FeS反應(yīng)生成Fe3O4（見式（10））;當焙燒溫度超過427 ℃時，F(xiàn)e2O3與FeS2反應(yīng)生成Fe3O4的反應(yīng)（見式（9））才能發(fā)生。當焙燒溫度分別低于785 ℃和816 ℃時，焙燒過程產(chǎn)生的部分三氧化硫與鐵的氧化物生成鐵的硫酸鹽的反應(yīng)（見式（7）、式（8））均可發(fā)生。

通過上述熱力學(xué)計算可以發(fā)現(xiàn)，提高焙燒溫度更易發(fā)生黃鐵礦的氧化反應(yīng)，黃鐵礦中硫全部轉(zhuǎn)化為二氧化硫而被脫除，并降低焙燒過程產(chǎn)生的部分三氧化硫與鐵的氧化物生成鐵的硫酸鹽的反應(yīng)趨勢，進而降低硫酸渣中以硫酸鹽形式存在的殘硫含量。

3 結(jié)果與討論

3.1 不同焙燒強度下各元素揮發(fā)行為

由于原料硫精礦粒度較細，對應(yīng)進料量分別為4.6 t/（m2·d）、5.6 t/（m2·d）、5.9 t/（m2·d）、6.5 t/（m2·d）4個焙燒強度下的試驗過程中，始終沒有溢流渣產(chǎn)出。根據(jù)試驗流程（見圖3），由于試驗過程始終沒有溢流渣產(chǎn)出，且短時間內(nèi)凈化酸泥產(chǎn)量較低，二者可忽略不計，故未對其進行取樣分析。鍋爐渣、旋風渣、電收塵渣、混合渣分析結(jié)果見表4。從表4可以看出：硫精礦經(jīng)沸騰焙燒后，硫絕大部分被脫除，僅有少部分殘留在硫酸渣中。根據(jù)前述熱力學(xué)分析結(jié)果，殘硫主要是由沸騰焙燒過程中產(chǎn)生的硫酸鹽造成的。

由于硫精礦和混合渣中Fe品位均較高，分析誤差對Fe品位影響相對較小，同時Fe元素在試驗焙燒溫度范圍內(nèi)很難揮發(fā)進入氣相，全部以混合渣固體形式存在，故可以利用硫精礦（見表2）和混合渣（見表4）中Fe、S品位，對不同焙燒強度下硫精礦產(chǎn)出混合渣的產(chǎn)率、S脫除率進行理論計算，其計算公式如下：

β=s′-sηs′×100 %（13）

式中：η為混合渣相對硫精礦產(chǎn)率（%）;a、a′分別為混合渣和硫精礦中Fe品位（%）;β為S脫除率（%）;s、s′分別為混合渣和硫精礦中S品位（%）。

根據(jù)式（12）、式（13）計算得出硫精礦焙燒強度為4.6～6.5 t/（m2·d）時，混合渣產(chǎn)率為70.27 %～72.25 %，表明焙燒強度對混合渣產(chǎn)率影響較小。S脫除率和混合渣Fe品位隨焙燒強度的變化曲線見圖5。

從圖5可以看出：隨著焙燒強度的增加，S脫除率和混合渣Fe品位均先增加后降低;當焙燒強度為5.9 t/（m2·d）時，S脫除率和混合渣Fe品位均最高，分別為98.71 %和64.78 %。考慮硫精礦焙燒脫硫和產(chǎn)出高鐵品位硫酸渣，選擇焙燒強度5.9 t/（m2·d）較為適宜。3DC19304-5FFB-4E5C-862B-B3170A3FEE0A

硫精礦沸騰焙燒除考慮S脫除率和硫酸渣Fe品位外，其余元素揮發(fā)行為對產(chǎn)出滿足質(zhì)量要求的硫酸渣也至關(guān)重要。焙燒強度為5.9 t/（m2·d）時，硫精礦與各排渣口回收渣中各元素分布情況對比見圖6。

從圖6可以看出：隨著排渣口位置遠離沸騰爐，順著SO2煙氣流動方向，鍋爐渣、旋風渣、電收塵渣中Au、Fe品位整體逐漸降低，Ag、Cu、Pb、S、As品位整體逐漸升高，Zn品位變化不明顯。通常情況下，S、As易于揮發(fā)進入氣相，而硫精礦沸騰焙燒過程中絕大部分S轉(zhuǎn)變成SO2脫除，As卻很難脫除，且在混合渣中產(chǎn)生一定程度的富集。由于鍋爐渣中Au、Fe品位相對較高，Cu、Pb、Zn、S、As等雜質(zhì)元素品位較低，硫精礦沸騰焙燒過程中可以通過增加鍋爐渣所占混合渣比例降低混合渣中雜質(zhì)元素含量，提高硫精礦焙燒質(zhì)量，進而減少雜質(zhì)元素對混合渣后續(xù)提金指標的影響。其余焙燒強度下各排渣口回收渣中各元素含量也表現(xiàn)出相似的變化規(guī)律。

3.2 不同焙燒強度下各排渣口回收渣占比分析

從表4可以看出：鍋爐渣、旋風渣、電收塵渣、混合渣中Fe、Cu 2種金屬品位較高，分析誤差對其品位影響相對較小，同時Fe、Cu 2種金屬在試驗焙燒溫度范圍內(nèi)很難揮發(fā)進入氣相，故可以利用不同渣中Fe、Cu品位及金屬平衡計算鍋爐渣、旋風渣、電收塵渣占混合渣比例。根據(jù)圖3試驗流程，由于該硫精礦粒度較細，試驗過程始終沒有溢流渣產(chǎn)出，凈化酸泥產(chǎn)量較低，二者質(zhì)量占混合渣比例可忽略不計。通過借鑒選礦過程已知精礦、尾礦中不同金屬品位計算選礦產(chǎn)品產(chǎn)率公式[16]，利用不同排渣口取樣分析結(jié)果，對硫精礦沸騰焙燒過程各排渣口回收渣占比（回收渣質(zhì)量占混合渣質(zhì)量比例）進行理論計算。其計算公式如下：

γ1=（a-a3）（b2-b3）-（a2-a3）（b-b3）（a1-a3）（b2-b3）-（a2-a3）（b1-b3）×100 %（14）

γ2=（a1-a3）（b-b3）-（a-a3）（b1-b3）（a1-a3）（b2-b3）-（a2-a3）（b1-b3）×100 %（15）

γ3=100 %-γ1-γ2（16）

式中：a、a1、a2、a3分別為混合渣、鍋爐渣、旋風渣、電收塵渣中Fe品位（%）;b、b1、b2、b3分別為混合渣、鍋爐渣、旋風渣、電收塵渣中Cu品位（%）;γ1、γ2、γ3分別為鍋爐渣、旋風渣、電收塵渣占比（%）。

根據(jù)式（14）～（16），計算所得各排渣口回收渣占比隨焙燒強度變化的關(guān)系曲線見圖7。

從圖7可以看出：硫精礦焙燒強度在4.6～6.5 t/（m2·d）時，隨著焙燒強度的增加，鍋爐渣、旋風渣占比先升高后降低，電收塵渣占比先降低后升高。當焙燒強度為5.9 t/（m2·d）時，鍋爐渣占比達最高，為57.92 %;而電收塵渣占比最低，僅為3.96 %。當焙燒強度增加到6.5 t/（m2·d）時，鍋爐渣、旋風渣、電收塵渣三者占比分別為37.98 %、29.07 %、32.94 %。可見，增加焙燒強度，會加大電收塵系統(tǒng)的負荷，增加電收塵渣占比。由不同焙燒強度下各元素揮發(fā)行為分析結(jié)果可知，電收塵渣中雜質(zhì)元素含量高，其占比提高會增加混合渣中雜質(zhì)元素含量，降低硫精礦焙燒質(zhì)量，進而降低混合渣后續(xù)提金指標。因此，從不同焙燒強度下各排渣口回收渣占比分析，焙燒強度選擇5.9 t/（m2·d）較為適宜。

3.3 硫精礦沸騰焙燒機理探究

HSC軟件可用于非穩(wěn)態(tài)熱力學(xué)計算[17]，為了探究硫精礦沸騰焙燒機理，本次研究在熱力學(xué)計算和試驗結(jié)果的基礎(chǔ)上，采用HSC6.0軟件中的平衡組分模塊，對焙燒強度為5.9 t/（m2·d）條件下的沸騰焙燒過程中各反應(yīng)進行熱力學(xué)平衡組分計算。

假設(shè)硫精礦全部由黃鐵礦（FeS2）組成，從表4可以看出：焙燒強度為5.9 t/（m2·d），進料量和進風量分別為5.29 t/h和13 154 m3/h時，計算所得焙燒試驗原料為FeS2 44 045.14 mol/h、O2 123 318.75 mol/h，O2與FeS2摩爾比約為2.80，與式（5）中二者摩爾比2.75相比，焙燒過程中O2過量。由于沸騰爐內(nèi)溫度為789 ℃～832 ℃，考慮到溫度波動范圍，模擬溫度最高設(shè)置為900 ℃。設(shè)置系統(tǒng)壓力為0 Pa左右，與焙燒試驗過程中的系統(tǒng)壓力接近。產(chǎn)物中平衡組分的選取以熱力學(xué)計算分析結(jié)果為依據(jù)，分別選取FeS、S2（g）、SO2（g）、Fe2O3、Fe3O4、Fe2（SO4）3、FeSO4、FeS2、O2（g）進行模擬計算，結(jié)果見圖8。

從圖8可以看出：當硫精礦進入沸騰爐后，F(xiàn)eS2與空氣中的O2在較低溫度下就可以反應(yīng)生成FeSO4和SO2;當溫度超過200 ℃后，大部分FeSO4被迅速氧化轉(zhuǎn)變成Fe2O3，同時有一定量的Fe3O4生成。溫度超過400 ℃，新生成的Fe3O4會與SO2和O2反應(yīng)轉(zhuǎn)變成Fe2（SO4）3。隨著溫度的升高，F(xiàn)e2（SO4）3和FeSO4全部轉(zhuǎn)變成Fe2O3。由于硫精礦焙燒系統(tǒng)壓力為0 Pa左右，F(xiàn)e2O3分解產(chǎn)物O2的分壓較低，有利于降低Fe2O3分解反應(yīng)初始溫度，當溫度升高到650 ℃時，有少量Fe3O4和O2產(chǎn)生?？梢?，在硫精礦沸騰焙燒過程中即使O2過量，硫酸渣中Fe2O3分解產(chǎn)生Fe3O4也不可避免。由于FeS和S2為反應(yīng)過程中間過渡產(chǎn)物，模擬溫度范圍內(nèi)FeS和S2的熱力學(xué)平衡含量始終為0。

4 結(jié) 論

1）某含金高品位硫精礦細粒級占比較高，其中-0.074 mm占比達95.58 %，硫元素主要賦存在黃鐵礦中，金以獨立自然金形式被包裹于黃鐵礦中。

2）升高焙燒溫度更易發(fā)生黃鐵礦的氧化反應(yīng)，黃鐵礦中硫轉(zhuǎn)變?yōu)槎趸蚨幻摮?，且可以降低焙燒過程中產(chǎn)生的部分三氧化硫與鐵的氧化物生成硫酸鹽的反應(yīng)趨勢。

3）該硫精礦由于粒度細，沸騰焙燒過程中沒有溢流渣產(chǎn)出，且鍋爐渣中Au、Fe品位較高，Cu、Pb、Zn、S、As等雜質(zhì)元素品位較低。硫精礦沸騰焙燒過程可以通過增加鍋爐渣占比降低混合渣中雜質(zhì)元素品位，提高硫精礦焙燒質(zhì)量。3DC19304-5FFB-4E5C-862B-B3170A3FEE0A

4）硫精礦焙燒強度為5.9 t/（m2·d）時，其S脫除率和混合渣Fe品位均最高，分別為98.71 %和64.78 %。 同時，鍋爐渣占比最高，為57.92 %;電收塵渣占比最低，僅為3.96 %。該硫精礦焙燒強度選擇5.9 t/（m2·d）較為適宜。

5）采用HSC6.0軟件模擬計算各反應(yīng)平衡組分結(jié)果表明，硫精礦在沸騰焙燒過程中，當溫度升高到650 ℃時，硫酸渣中Fe2O3會分解產(chǎn)生Fe3O4。

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Industrial experimental study on fluidized roasting process

of gold-bearing high-grade sulfur concentrate

Pei Zengwen，Wu Wenhui，Yin Fuxing，Gao Liang，Duan Yalin，Wan Baohong，Sun Jinlin

（Yunnan Gold Mining Group Co.，Ltd.）

Abstract：Based on the analysis of the physical and chemical properties of the experimental raw material，a gold-bearing high-grade sulfur concentrate，the industrial experiment of its fluidized roasting was carried out with 100 kt/a roasting acid preparation device.At the same time，the thermodynamic and equilibrium composition of roasting reaction were simulated by HSC6.0 software.The effects of roasting intensity on the yield of mixed residue，roasting quality，element distribution characteristics and the proportion of recovered reduce at different residue discharge ports were investigated.Besides，the roasting reaction mechanism was studied.The results show that the sulfur concentrate has fine particle size，the fineness of-0.074 mm accounts for 95.58 %，and there is no overflow residue in the process of fluid-ized roasting.

The roasting intensity has little effect in the yield of mixed residue.3DC19304-5FFB-4E5C-862B-B3170A3FEE0A

The proportion of boiler residue and cyclone dust increases first and then decreases with the increase of roasting intensity，and the proportion of electric dust decreases first and then increases with the increase of roasting intensity.The contents of Au and Fe in boiler residue are the higher，and the contents of other impurity elements are lower.The impurity element grade in mixed reside can be lowered by increasing the proportion of boiler residue.Under proper roasting intensity（5.9 t/（m2·d）），the sulfur removal rate of the gold-bearing high-grade sulfur concentrate and the Fe grade of mixed residue are 98.71 % and 64.78 % respectively.The proportion of boiler residue and electric dust in mixed residue are 57.92 % and 3.96 % respectively.Fe2O3 in the sulfuric acid residue may decompose into Fe3O4 when the temperature rises to 650 ℃.

Keywords：gold-bearing high-grade sulfur concentrate;fluidized roasting;roasting intensity;roasting temperature;sulfuric acid residue;mixed residue3DC19304-5FFB-4E5C-862B-B3170A3FEE0A